西北某高硫铝土矿浮选脱硫试验研究

本文针对西北某高硫细粒级嵌布铝土矿,进行了浮选脱硫试验,试验研究结果表明,原矿磨至-200目90%,pH值为8.4,捕收剂丁基黄药和Z-200用量分别为200g/t和50g/t的条件下,矿经一粗两精两扫流程闭路浮选,可获得硫含量0.38%的铝土矿精矿,脱硫率为95.01%,铝土矿回收率为91.06%的选矿指标。浮选脱硫工艺后获得的含硫0.38%的铝土矿精矿,满足氧化铝拜耳法含硫不高于0.4%的要求,同时硫精矿可作为生产硫酸的原材料,整个浮选脱硫工艺尾矿零排放,实现了矿产资源的高效综合利用。      

煤矸石浮选脱碳的工艺研究

针对目前高铝煤矸石提取氧化铝技术受到高含碳量影响成本高和污染大的问题,基于煤矸石脱碳的目的,对煤矸石的样品进行了磨矿细度和烧失量试验,试验发现存在一部分煤呈微细粒嵌布在煤矸石中。对不同磨矿时间的煤矸石进行了浮选试验,并对在16min时的浮选尾矿进行筛分分析,发现提高浮选入料中细粒级的含量并采用多级浮选可有效降低浮选尾矿的烧失量。据此展开了3种不同的磨-浮工艺的试验研究,并将试验结果进行对比分析,找到了一种最佳的磨-浮工艺,大大地降低了高铝煤矸石的回收利用成本并且经济效益显著。     

某铜矿尾矿再选粗精矿选铜试验研究

试验所用矿样为某铜矿尾矿再选后的铜精矿,主要回收的目的矿物为黄铜矿,黄铜矿以中粒-细粒嵌布为主,除极细级别存在单体外,皆与粗粒脉石构成贫连生体。通过分级再磨的方法防止过细粒级铜的损失;通过添加分散剂水玻璃的方法来改善浮选环境;通过条件试验,最后确定了分级再磨、一粗、两精、两扫的闭路工艺流程。经闭路试验可得到Cu品位为16.35%,回收率为70.98%的精矿。     

某钛铁矿分级磁选分级浮选试验研究

将部分磨矿产品筛分为窄粒级物料,采用"分级磁选—分级浮选"和"全粒级磁选—浮选"分选流程,对攀枝花密地选钛厂原矿进行选矿试验,分别经过三段强磁预富集—一段浮选得到粗精矿。结果表明,全粒级磁选—浮选最终精矿TiO_2品位为32.17%,TiO_2回收率为41.03%;分级磁选—分级浮选最终精矿TiO_2品位为33.60%,TiO_2回收率为45.64%,分级分选指标明显优于全粒级分选。分级磁选更有利于细粒级钛铁矿的回收,但造成粗粒级损失,但细粒级含量高,因此分级磁选更有利于提高选别指标;分级浮选有利于提高各粒级矿物的浮选指标,尤其是较粗粒级矿物,效果更明显,分析其机理很可能是分级浮选减少了粗细颗粒间的相互影响。     

都龙矿区螺旋溜槽尾矿中锡石回收工艺试验研究

都龙矿区新田选矿厂+37μm粗粒级锡石重选工艺中螺旋溜槽尾矿采用摇床重选的作业回收率仅35%左右,难以达到高效回收细粒级锡石的目的。鉴于细粒锡石浮选工艺技术在生产中已获得成功应用,采用浮选工艺回收螺旋溜槽尾矿中锡石可以获得锡粗精矿含锡品位8.03%、作业回收率89.23%的试验指标,相对摇床重选工艺能大幅度提高锡石的回收率。同时将浮锡尾矿尾水回用,在获得相近指标的条件下,可降低药剂耗用量10%~20%,有利于降低药剂成本。     

石墨再磨介质球对比试验研究

以立式搅拌磨机作为再磨设备,分别使用钢球、微晶球、褐瓷球、鹅卵石作为介质球对石墨粗精矿进行再磨对比试验研究。在相同的磨矿细度和浮选条件下,对获得的精矿进行浮选效果、粒度组成分析、电镜微观分析等综合对比,结果表明,采用褐瓷球作为再磨介质时,磨矿-浮选指标较好,精矿细粒级含量较低,鳞片表面光滑、结构较为规则完整。     

某大型铜钼矿提高微细粒铜回收率试验研究

为提高某大型铜钼矿微细粒铜浮选指标,进行了铜浮选药剂和工艺试验研究,考察了捕收剂种类及用量、擦洗及脱泥新工艺对浮选指标的影响。结果表明,在适宜的药剂制度及新工艺条件下,铜浮选闭路试验可获得铜精矿品位23.22%、铜回收率89.10%的较好指标。     

拜尔法氧化铝赤泥浮选工艺研究

对郑州铝厂拜尔法产生的氧化铝赤泥使用浮选再回收的问题进行了研究。扫描电镜和筛析研究表明：氧化铝在赤泥各粒级中呈不均匀分布，粗粒级含Al2O3较高，细粒级含Al2O3较低。铝矿物以一水硬铝石为主，约占70－85％，它被水云母、水含钙铝硅酸盐和细分散态的铁的氧化物所包裹，矿粒表层以Ca、Fe、Si为主。因此，若用浮选法回收拜尔法氧化铝赤泥，就必须对试材料进行分级和再磨，剥离表面覆盖层，并创造新生表面。＋0.043mm粒级浮选后的精矿产品含Al2O32.75%，作业回收率77．85T％，铝硅比7．53，基本达到浮选回收极限。－0．043mm粒级的可选性很差。     

某低品位金铜矿石浮选柱应用试验研究

某低品位金铜矿石含铜0.46%、金0.18 g/t,矿石中铜矿物主要以蓝辉铜矿、辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿等次生铜矿物存在,其可浮性好但容易过磨,造成浮选时细粒级损失较高,试验采用浮选柱+浮选机联合选别与单独采用浮选机相比,其它指标相当的情况下,铜精矿品位提高9.6%,硫精矿回收率提高9.23%,试验表明浮选柱对提高精矿品质、简化流程和强化细粒级回收方面具有较为明显地优势。     

旋流微泡浮选柱提高精煤回收率的试验研究

针对煤炭试样细粒级含量高的特性,依据浮选机试验确定的最优试验工艺条件,利用旋流微泡浮选柱进行了提高精煤回收率的试验,取得了精煤灰分7.78％、产率70.78％的良好分选指标.比较柱浮选和常规浮选试验,结果表明,在精煤灰分相接近的情况下,柱浮选的精煤产率要高9.32％.     

豫西某石英型萤石矿浮选工艺研究

豫西某石英型萤石矿含CaF₂ 41.58%、SiO₂ 45.76%,嵌布粒度粗细不均,部分细粒萤石被石英、长石包裹,给萤石提质带来一定困难,为此开展了详细的工艺矿物学、浮选药剂制度和浮选闭路流程对比研究。结果表明,在粗磨磨矿细度为-0.074 mm含量55%、pH值调整剂碳酸钠用量2000 g/t、脉石抑制剂水玻璃用量900 g/t、组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠用量200+100 g/t、再磨磨矿细度为-0.043 mm含量76.89%的条件下,采用一段粗磨、一次粗选二次扫选六次精选、高品位中矿再磨返回二段精选的浮选流程,可获得CaF₂ 97.12%、回收率91.10%的萤石精矿;组合捕收剂的使用可实现萤石的常温浮选;与萤石常规的粗精矿再磨浮选工艺相比,高品位中矿再磨浮选工艺精矿品位和回收率均有所提高。工艺矿物学研究表明,再磨位置的选择至关重要,高品位中矿再磨避免了已解离萤石的过磨,增加了富连生体的解离程度,实现了二次分配,是提高此类嵌布粒度不均萤石资源选别指标的关键。      

响应面曲线法优化贵州某磷块岩浮选工艺研究

对贵州某沉积钙质磷块岩进行了浮选工艺研究。采用H₂SO₄为氟磷灰石抑制剂、BW-1为白云石捕收剂,进行了浮选单因素试验; 在此基础上进行了正交试验,并采用响应面曲线法进行了浮选条件优化。确定了最佳浮选条件为: 磨矿细度-0.074 mm粒级占60%、H₂SO₄用量13.20 kg/t和BW-1用量400 g/t。采用一段反浮选试验流程,可得到精矿品位30.94%、回收率92.45%的磷精矿。研究结果表明,磨矿细度与H₂SO₄用量的交互作用对精矿品位影响显著,H₂SO₄用量和BW-1用量的交互作用对精矿回收率影响显著。     

云南某难选赤铁矿选矿试验

为给云南某难选赤铁矿的开发利用提供技术依据,在对矿石进行工艺矿物学性质研究的基础上,采用先正浮选再反浮选的流程进行选矿试验研究。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 90%,正浮选分散剂Na₂CO₃用量为3 000 g/t、捕收剂（氧化石蜡皂与塔尔油用量比为1∶1）用量为700 g/t,反浮选抑制剂淀粉用量为1 200 g/t、活化剂CaO用量为1 200 g/t、捕收剂RA-715用量为400 g/t、NaOH调整pH值为11.5的情况下,采用1粗1扫的正浮选与1粗1精3扫的反浮、中矿顺序返回的联合流程,最终可获得铁品位为60.50%,铁回收率为80.95%的铁精矿。     

低品位磷矿浮选试验研究

对某地低品位磷矿进行了浮选试验研究, 探索了磨矿细度、捕收剂(十二胺)用量、抑制剂(硫酸)用量及浮选流程对浮选指标的影响。结果表明, 采用一粗一精一扫、中矿返回粗选的浮选工艺流程, 在磨矿细度为-0.074 mm粒级占78%、粗选十二胺用量500 g/t、硫酸用量18 kg/t, 精选十二胺用量200 g/t、硫酸用量9 kg/t, 扫选硫酸用量14.4 kg/t条件下, 针对P₂O₅品位为22.41%的原矿可获得P₂O₅品位32.47%、P₂O₅回收率83.32%的磷精矿, 实现了P₂O₅的有效富集。     

萃余酸在磷矿浮选中的应用

为了清洁高效利用湿法磷酸生产得到的萃余酸,创新性地提出将其应用于磷矿浮选过程.在磨矿细度、捕收剂用量、pH几乎不变条件下,萃余酸全部取代硫酸的闭路浮选后,获得P2O5品位为29.73％、MgO品位为0.78％,P2O5回收率为88.55％的浮选精矿.用萃余酸作为磷矿反浮选pH调整剂,用量远低于硫酸,为磷矿企业萃余酸循环...     

贵州某硅-钙质胶磷矿双反浮选试验研究

针对贵州某硅-钙质胶磷矿,采用双反浮选工艺进行了试验研究。结果表明,在磨矿细度-74 μm粒级占82.50%,粗选捕收剂YW-01用量1.4 kg/t、调整剂硫酸用量14 kg/t,精选捕收剂SEA用量0.5 kg/t条件下,通过一粗一精一扫闭路浮选,可得到P₂O₅品位30.54%、回收率88.59%、MgO含量0.81%、SiO₂含量12.28%的磷精矿。     

组合捕收剂浮选回收云南某铁尾矿中的磷

为了回收利用云南某钙硅质铁尾矿中的磷(P₂O₅含量18.56%),进行了浮选试验研究。试验结果表明,氧化石蜡皂+油酸钠组合捕收剂增强了捕收能力,改善了泡沫状态。闭路试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占70%、pH值调整剂Na₂CO₃用量4 kg/t、抑制剂水玻璃用量2 kg/t、组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠用量1.6+0.4 kg/t条件下,采用一次粗选三次精选和一次扫选、中矿顺序返回的工艺流程,得到了磷精矿P₂O₅品位为28.32%、回收率为61.46%的浮选指标。本研究对该类含磷铁尾矿中磷资源的回收利用具有一定的参考意义。      

某铜冶炼渣选矿厂降低尾矿品位试验与实践

针对某铜冶炼渣选矿厂尾矿品位偏高的问题,进行了大量的工艺参数条件试验研究。试验结果表明,在一段磨矿细度-74 μm 64.8%、二段磨矿细度-45 μm 90.1%、快速浮选Z-200用量440 g/t、快速浮选2#油用量140 g/t、二段浮选Z-200用量140 g/t的条件下,浮选指标最优;同时,为了提高磨矿细度,改造了一段磨矿返砂槽、优化了磨矿介质控制参数。生产实践结果表明,炉渣含铜4.237%时,可获得铜精矿品位为20.696%,尾矿铜品位为0.286%的较好指标。     

浮选方法提高三水铝石铝硅比的研究

以印尼的三水铝石型铝土矿为原料,氧化石蜡皂和塔尔油作为捕收剂,碳酸钠、水玻璃、六偏磷酸钠等作为调整剂,通过磨矿细度、捕收剂和调整剂用量、浮选浓度等多因素条件试验,探讨正浮选方法提高三水铝石铝硅比的影响因素和适宜工艺条件。试验结果表明,当磨矿细度75％-200目时,碳酸钠用量4 000 g／t、水玻璃2kg／t、六偏磷酸钠250 g／t、捕收剂用量700 g／t、浮选矿浆浓度28．57％,精矿回收率达到63．49％,精矿铝硅比达到11．18。